煤矿瓦斯抽放回风巷作业规范范本

PAGE-136-/NUMPAGES136编号：ZJJ-2013-09-01新春煤矿12东翼瓦斯抽采回风巷作业规程编制人：邓光银工区区长:总工程师：编制日期:2013年09月1日目录TOC\o"1-2"\h\z\u目录 2审批意见 4学习和考试记录 5学习和考试记录 6第一章概况 7第一节概述 7第二节编写依据 7第二章地面相对位置及地质水文情况 8第一节地面相对位置及临近采区开采情况 8第二节煤（岩）层赋存特征 8第三节地质构造 -11-第四节水文地质 -11-第三章巷道布置及支护讲明 -11-第一节巷道布置 -11-第二节矿压观测 -13-第三节支护设计 -13-第三节支护工艺 -17-第四章施工工艺 -21-第一节施工方法 -21-第二节凿岩方式 -22-第三节爆破作业 -22-第四节装载与运输 -25-第五节管线及轨道敷设 -25-第六节设备及工具配备 -27-第五章生产系统 -27-第一节通风系统 -27-第二节压风系统 -31-第三节瓦斯抽放系统 -31-第四节综合防尘 -31-第五节防灭火 -31-第六节安全监测 -32-第七节供电系统 -32-第七节排水系统 -34-第八节运输系统 -34-第九节通迅系统 -34-第六章 劳动组织及要紧技术经济指标 -34-第一节劳动组织 -34-第二节循环作业图表 -35-第三节要紧技术经济指标 -37-第七章瓦斯防治、煤与瓦斯防突专项措施 -37-第一节瓦斯治理 -37-第二节防治煤与瓦斯突出 -39-第三节监测监控系统 -40-第八章安全技术措施 -41-第一节施工预备 -41-第二节“一通三防”治理 -42-第三节顶板治理 -43-第四节爆破治理 -44-第五节防治水治理 -48-第六节机电治理 -48-第七节耙装和运输治理 -51-第八节开门透窝 -61-第九节其它 -64-第九章灾难预防及避灾路线 -65-审批意见安全科：工程科：通防科：机电科：副总工程师：总工程师：学习和考试记录负责人：传达人：班次： 贯彻时刻听传达人贯彻时刻听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字负责人：传达人：班次： 贯彻时刻听传达人贯彻时刻听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字学习和考试记录负责人：传达人：班次： 贯彻时刻听传达人贯彻时刻听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字负责人：传达人：班次： 贯彻时刻听传达人贯彻时刻听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》施工的巷道名称为新春煤矿12东翼瓦斯抽采回风巷。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为1302工作面瓦斯抽放服务。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度186m，绞车硐室3m，信号硐室2×2m，钻场4×3m。服务年限：两年。第二节编写依据1、贵州纳雍县新春煤矿安全专篇。2、贵州纳雍县新春煤矿开采设计方案。3、本掘进头施工图纸及相关资料。4、《煤矿安全规程》（2012年）。5、地质报告及部分勘探资料。第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及交通新春煤矿位于纳雍县城正西方向，行政区域属纳雍县猪场乡管辖，矿区平面形状为四边形，走向长约为1.64km，倾斜长约为2.32km，面积3.5487km2。矿区东起中寨至岩脚寨一带，西至神仙坡一带，南至岩脚寨至牛路脚一带，北到大寨一带。井田地理坐标为：东经105°05′15″～105°06′15″，北纬26°44′15″～26°45′30″。新春煤矿矿区位于纳雍县城正西方向，直距29km；目前以公路为主，毕节至六盘水（213省道）公路从井田南缘通过；由新春煤矿沿北东方向35km于寨乐乡新桥附近与213省道相联，再往南至纳雍县城公路运程45km，矿区有公路与用煤地纳雍电厂相通，从煤矿到纳雍县城有公路相通，由煤矿至六盘水也有公路相通；由六盘水即可通过铁路将煤炭运往广西、四川等处，交通较为方便。矿井交通位置见图2—1—1。第二节煤（岩）层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、牢固性系数、层间距1、煤层矿区内含煤地层为龙潭组，厚257.22-328.85m，平均厚282.37m。岩性为粘土岩、砂岩、粉砂质粘土岩、粘土质粉砂岩、炭质粘土岩夹少量灰岩及煤层(线)。共含煤20-36层，煤层总厚16.31-20.03m，平均18.45m,含煤系数6.53％，其中可采煤层7层（C3、C4、C5、C6、C10、C16、C27），可采煤层平均总厚9.48m，可采含煤系数3.36％。含煤岩系中含可采煤层7层（编号C3、C4、C5、C6、C10、C16、C27），其中C3、C6、C10、C16、C27为全区开采煤层，C4为大部可采煤层。C5为局部可采煤层。C3煤层：全区发育，是矿区内龙潭组二段上部第一层可采煤层。全层煤厚度0.41（ZK002）～3.55m（ZK505），平均厚1.68m；采纳点数13，可采点数12，煤层一般不含夹石，煤层结构简单。厚度变化不大，平面上由东向西有增厚趋势。矿区范围内可采面积1.81平方公里，占矿区内煤层赋存面积的93%。上距B2标志层8.54～32.78m，平均厚20.73m。顶板岩性：以粘土质粉砂岩、砂岩、粘土岩、砂岩为主，局部钻孔见炭质粘土岩（ZK307）。底板岩性：以粘土质粉砂岩、砂岩、粘土岩及炭质粘土岩为主。C4煤层：是矿区内龙潭组二段中部要紧可采煤层之一。煤层厚度0.19（ZK103）～1.42m（ZK507），平均厚0.81m；采纳点数12，可采点数9，煤层不含夹石，煤层结构简单。平面上由西向东变薄趋势，属“较稳定”煤层。矿区范围内可采面积1.38平方公里，占矿区内煤层赋存面积的73%，为矿区内大部可采煤层。上距C3煤层6.23～14.02m，平均厚9.18m。顶板岩性：C3煤层底板。底板岩性：以粘土岩、粉砂质粘土岩、粘土质粉砂岩、砂岩夹薄煤层为主。C5煤层：是区内龙潭组二段中部要紧可采煤层之一。全层煤厚0.36（ZK503）～3.31m（ZK307），平均厚1.02m。采纳点数12，可采点数7，含0—1层夹石，煤层结构较简单，厚度变化较大。矿区范围内可采面积1.10平方公里，占矿区内煤层赋存面积的56%，为矿区内“不稳定”的局部可采煤层。上距C4煤层9.76～16.22m，平均厚13.10m。顶板岩性：C4煤层底板。底板岩性：直接底板为粘土岩、炭质粘土岩，老底为粘土岩、粘土质粉砂岩。C6煤层：全区发育，是矿区内龙潭组二段中部要紧可采煤层。煤层厚度0.80（ZK105）～3.19（ZK301）,平均厚1.75m。煤层从北西向南东有变薄趋势，煤层一般不含夹石，煤层结构较简单，厚度变化不大，属“较稳定”煤层。采纳点数12，可采点数12，全区可采。见插图4－4。上距C5煤层4.35～16.25m，平均厚9.75m。顶板岩性：为C5煤层底板。底板岩性：直接底板为粘土岩，老底为粘土质粉砂岩，粉砂质粘土岩、砂岩等。C10煤层：是矿区内龙潭组二段底部要紧可采煤层。煤层煤厚0.80（ZK507）～2.37m（ZK505）,平均厚1.49m。煤层从四周向中部有增厚趋势，厚度变化不大。含夹石0～2层，夹石厚0～0.40，岩性多为粘土岩、炭质粘土岩，煤层结构复杂，剔出夹矸煤层采纳厚0.80（ZK507）～1.85m（ZK505）,平均厚1.27m。上距B3标志层3.54～17.55m，平均厚9.89m，上距C8煤层11.90～37.62m，平均厚26.22m。顶板岩性：为C8煤层底板。底板岩性：直接底板为粘土岩。老底为砂岩、粘土质粉砂岩、粘土岩及粉砂质粘土岩夹薄煤层。C16煤层：为龙潭组一段顶部第一层可采煤，煤厚0.39(ZK002)～2.47m(ZK509)，平均厚1.29m。煤层从四周向中部有增厚趋势，厚度变化小，一般不含夹石，结构较简单。矿区范围内可采面积1.79平方公里，占矿区内煤层赋存面积的93%，为矿区内“较稳定”的全区可采煤层。上距C10煤层20.97～52.37m，平均厚39.72m。上距B4煤层11.50～28.67m，平均厚18.63m。顶板岩性：直接顶板为粘土岩，粉砂质粘土岩岩，砂岩，老顶为砂岩、粘土质粉砂岩、粘土岩夹薄煤层。底板岩性：直接底板为粘土岩。老底为砂岩、粘土质粉砂岩、粘土岩夹薄煤层。C27煤层：是矿区内龙潭组一段。全层煤厚0.61（ZK002）～1.54m（ZK307）,平均厚0.99m，厚度变化不大。一般含一层夹矸，含夹石0~2层，夹石厚0.00～0.10，岩性多为粘土岩，煤层结构较复杂。剔出夹矸煤层采纳厚0.61（ZK002）~1.14m（ZK307）,平均厚0.87m。矿区范围内可采面积1.99平方公里，占矿区内煤层赋存面积的95%，为矿区内全区可采煤层。上距C16煤层46.79~70.95m，平均厚60.67m。顶板岩性：以粉砂质粘土岩、炭质粘土岩、粘土岩、砂岩、粘土质粉砂岩夹薄煤层为主。底板岩性：直接底板以粘土岩为主，老底为粉砂质粘土岩、粘土质粉砂岩、粘土岩、砂岩、炭质粘土岩夹薄煤层。各煤层特征表见表2-3-2。表2-3-2可采煤层特征表煤层全层厚(m)采纳厚(m)层间距(m)结构夹矸层数夹矸岩性可采性稳定性两极厚度平均厚度两极厚度平均厚度两极厚度平均厚度C30.41-3.551.68(13)0.41-3.171.63(13)6.23-14.029.18(5)简单0-10炭质粘土岩全区可采较稳定C40.19-1.420.81(12)0.19-1.420.81(12)简单0炭质粘土岩大部可采较稳定9.76-16.2213.10(9)C50.36-3.310.99(12)0.36-2.930.98(12)简单0-10炭质粘土岩局部可采不稳定4.35-16.259.75(11)C60.80-3.191.75(12)0.80-3.191.6912)简单0-10炭质粘土岩全区可采较稳定27.88-62.4146.07(11)C100.80-2.371.49(9)0.80-1.901.27(9)较简单0-21炭质粘土岩全区可采较稳定20.97-52.3739.72(11)C160.39-2.471.29(10)0.39-2.411.23(10)简单0-10炭质粘土岩全区可采较稳定46.79-70.9560.67(11)C270.61-1.540.99(9)0.61-1.140.87(9)较简单0-11炭质粘土岩全区可采较稳定17.55-29.1622.68(11)2、煤质特征依照煤质试验资料，本区煤层煤类单一，属三号无烟煤。C3煤层为中灰、中硫、中高热值、低磷分煤；C4煤层为中灰、低硫、中高热值、低磷分煤；C5煤层为中灰、低硫、中高热值、低磷分煤；C6煤层为中灰、低硫、中高热值、低磷分煤；C10煤层为中灰、中硫、中高热值煤；C16煤层为中灰、特低硫、高热值、低磷分煤；C27煤层为中灰、特低硫、中高热值、低磷分煤。详见煤质特征表2-3-3。表2-3-3煤质特征表煤层编号原煤分析结果Mad(﹪)Ad(﹪)Vdaf(﹪)St·d(﹪)Qnet·d(MJ/kg)C30.55～3.131.5919.32～36.2629.1410.91～19.2214.090.38～3.891.9722.46～27.9724.70C41.07～2.121.6715.35～39.8823.829.01～16.2311.170.37～1.640.9723.03～30.2027.05C51.17～2.942.1214.83～35.6129.4310.13～25.9915.540.24～1.930.8722.05～30.1124.94C61.19～3.211.8812.67～36.0827.139.08～20.7413.100.18～2.210.8322.40～31.1125.79C101.24～2.231.6015.70～38.3925.726.85～11.069.340.24～2.661.1622.19～30.1926.67C160.97～1.861.3715.02～23.4217.888.31～9.558.950.36～0.710.5226.75～30.4529.24C271.04～2.431.5322.45～26.8824.787.29～10.398.990.29～0.600.4325.81～27.8226.93二、瓦斯含量、煤炭自然倾向性煤尘爆炸性、煤与瓦斯突出1、瓦斯含量依照黔能源煤炭[2012]498号文《关于毕节地区工业和能源委员会关于请求审批2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告》的批复，新春矿井绝对瓦斯涌出量：4.83m3/min，由于为在建矿井，无月产煤量，相对瓦斯涌出量0m3/t；矿井二氧化碳涌出量为1.82m3/min，为煤与瓦斯突出矿井。依照矿井补充勘探报告，3、4、5、6、10、16、27号煤层瓦斯含量最大分不为16.94ml/g、14.08ml/g、14.26ml/g、19.49ml/g、18.94ml/g、17.31ml/g、17.66ml/g。各煤层瓦斯含量详见表2-3-6。表2-3-6各煤层瓦斯含量统计表煤层编号样品件数瓦斯评价瓦斯含量(空气干燥基)（ml/g）CH4+C2H6（空气干燥基）含量（ml/g）最小值最大值平均值最小值最大值平均值C35富甲烷3.3516.9410.740.7615.147.19C45富甲烷2.3814.089.161.0012.087.04C54富甲烷5.7214.2611.704.0411.598.56C65富甲烷4.3519.499.933.3512.677.40C105富甲烷7.4618.9411.905.1615.998.51C165富甲烷7.5217.3112.975.3614.2110.18C275富甲烷9.3117.6613.935.4911.829.862、煤炭自燃倾向性及煤尘爆炸性依照贵州省地质矿产中心实验室2012年2月提供的分析试验报告,C3、C6、C10煤层自燃倾向性等级为为Ⅱ级，即自燃；C5、C10、C16、C27煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，即不易自燃；各煤层均无煤尘爆炸性，详见表2-3-7表2-3-7煤层自燃倾向性统计结果表煤层编号C3样品编号送样编号煤样类型自燃倾向性煤尘爆炸性煤的吸氧量cm3/g等级自燃倾向性火焰长度mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量%鉴定结论C32012M2188ZK105H-1原煤0.79Ⅱ类自燃00无爆炸性C42012M2189ZK105H-2原煤0.93Ⅲ类自燃00无爆炸性C52012M2180ZK305H-2原煤0.68Ⅲ类不易自燃00无爆炸性C62012M2190ZK105H-3原煤0.76Ⅱ类自燃00无爆炸性C102012M2191ZK105H-4原煤0.86Ⅱ类自燃00无爆炸性C162012M2192ZK105H-6原煤0.92Ⅲ类不易自燃00无爆炸性C272012M2193ZK105H-7原煤0.84Ⅲ类不易自燃00无爆炸性3、煤与瓦斯突出依照煤炭科学研究总院沈阳研究院于2012年8月提交《纳雍县新春煤矿M3号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》，鉴定结果为：纳雍县新春煤矿M3号煤层在施工测压钻孔过程中发生喷孔突出预兆，实测M3号煤层的四项突出危险性单项指标值（最大相对瓦斯压力为0.77MPa、最小f值为0.32、△P为19.26、破坏类型为Ⅲ类）均达到或超过了“防突规定”所规定的指标临界值，鉴定纳雍县新春煤矿M3号煤层为煤与瓦斯突出煤层，纳雍县新春煤矿为煤与瓦斯突出矿井。矿井其它可采煤层未作煤与瓦斯突出鉴定，依照贵州省安全生产监督治理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤炭治理局文件“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见（黔安监管办字〔2007〕345号）”。新春矿区为国家划定煤与瓦斯突出区域，因此按煤与瓦斯突出危险性进行设计和治理。第三节地质构造12东翼瓦斯抽采回风巷掘进层位为M4底板，本掘进区段内岩性以砂岩、粉砂岩、泥岩为主。其中砂岩呈灰色、深灰色，性较硬，含植物化石碎片，局部夹砂质泥岩。本区段内地质构造简单，煤岩层产状较稳定，总体形态为单斜层，走向近东西，倾向190～215°，倾角18～21°，一般20°左右。依照勘探提供的地质资料和构造发育规律综合分析，可能本巷道构造较简单，但掘进过程中可能会揭露一系列小断层，受断层阻碍，节理、裂隙也可能较发育，围岩较破裂，会给施工带来一定的困难。第四节水文地质本掘进区段内水文地质条件较简单，无水患威胁，但因掘进过程中可能会揭露一系列小断层，受其阻碍在断层带附近可能会有滴淋水现象，因此施工过程中必须加强迎头岩性、层位和水文变化情况的观看，发觉有异常情况必须及时向工程科汇报，采取措施进行处理。可能最大出水水量为10m3/时。第三章巷道布置及支护讲明第一节巷道布置在1302轨道平巷导11点前12.5m开口。开门方位角96°59’31”，开门平巷施工25.3m，然后以15°下坡掘进穿过3#煤30m后沿岩层层位掘进。第二节矿压观测掘进过程中对安注的锚杆用扭矩扳手进行动态检测，凡扭紧力矩达不到100N·m的锚杆要当班补打，并将检测结果记入专用记录本中备查。第三节支护设计一、巷道断面：1、12东翼瓦斯抽采回风巷、回风通道及硐室直墙半圆拱形断面，规格为：净高*净宽，1-1：2900*3000mm,S荒＝9.83㎡，S净＝8.91㎡；2-2：2500*2600，S荒＝8.04㎡，S净＝7.20㎡，信号硐室规格为：净宽*净高*净深=2500*2500*2000mm，绞车硐室规格为：净宽*净高*净深=3000*3000*3000mm，钻场规格为：净宽*净高*净深=3500*3200*3500mm。附巷道断面图：1-1，2-2二、支护方式（一）临时支护：采纳吊挂前探梁作为临时支护，前探梁用3根3寸钢管制作，长度3.5m，间距不大于0.9m，用螺纹锚杆和吊环固定。吊环用4寸钢管制作，长度100mm，环上焊锚杆螺母。前探梁最大控顶距离1.6m，前探梁上方用4块规格为:长×宽×厚=1500×200×150mm小板梁和木板接顶。附图3：临时支护示意图（二）永久支护1、采纳锚网喷作为永久支护，锚杆采纳Φ20×2000mm右旋全螺纹锚杆，钢筋网为直径6.5mm钢筋加工而成的经纬网，网格105*105mm，长度为2000*1000mm，锚杆间排距：800*800mm，每根锚杆使用2卷2335型树脂锚固剂进行锚固，喷射混凝土厚度100mm。2、开门三岔口位置补打3排锚索加强支护；如巷道围岩条件较差，则补充锚索加强支护，锚索采纳五花布置（即单双排布置，间距1.8m,排拒1.4m）硐室门口能够依照揭露岩性情况补打2排锚索加强支护，锚索有效长度不低于6米，每根锚索使用5卷2335型树脂锚固剂进行锚固，每两根锚索之间使用一根雁形托梁。3、作业顺序为：敲邦问顶→安装前探梁→打锚杆眼→安装锚杆→喷射砼。遇断层或地质破裂带应加强支护,届时另编补充措施。（三）按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L——锚杆长度，m；H——冒落拱高度，m；K——安全系数，一般取K=2；L1——锚杆锚入稳定岩层厚度，一般按经验取0.5m；L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.15m；其中：H=B/2f=3.0/(2×4)=0.375m式中：B——巷道开掘宽度,取3000mm；f——岩石牢固性系数，泥质砂岩取4；则L＝2×0.375+0.5+0.15=1.4m≤2.0m2、锚杆间排距计算：a=√Q/(KHr)式中：a——锚杆间排距，m；Q——锚杆设计锚固力，64KN/根；K锚杆安全系数，一般取K＝1.5—2;H——冒落拱高度，取0.45m；r——被悬吊砂岩的密度，取25.48KN/m3;则a＝√64/（2×0.45×25.48）=1.67m。3、锚杆杆体直径计算：d＝35.52√Q/ó式中：d锚杆杆体直径;Q为锚固力,取64KN/根；ó为杆体材料抗拉强度,取256Mpa；d＝35.52√Q/ó＝35.52×√64/256＝17.76（mm）通过以上计算，顶板及两帮选用Φ20mm×2000mm的等强度右旋螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm,满足支护要求。第三节支护工艺一、锚网喷支护（一）、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采纳高强度右旋树脂螺纹钢锚杆，Φ20mm×2000mm，每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度许多于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，铁托盘为正方形，规格为长×宽=140mm×140mm，用8mm厚钢板压制成弧形。树脂锚固剂的型号为2支2335型，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚杆间排距为800mm，，锚固力≮100KN，锚杆与岩面的夹角≮75°。2、金属网采纳Ф6.5mm的钢筋焊接网，网的规格为长×宽=2000mm×1000mm，网格为长×宽=105mm×105mm，三花形绑扎连接，每300㎜帮扎一道12＃铁丝，压茬长度为105㎜(一个网格)。3、喷射混凝土标号为C20，砂为人工砂，石子粒径3～5mm，将粒径大于5mm的石子操纵在20%以下，并用水冲洗洁净，混凝土配比为水泥：砂：=1：2.6；速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的2～3.5%，喷拱取上限，喷淋水区时，可适当加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。（二）、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前要先敲帮问顶，认真检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后，方可开始工作。打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理。锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.9m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理洁净。打眼按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。严禁戴手套或袖口、领口未扎结实点眼，防止因钻杆旋转将手套、袖口、领口缠绕受伤。2、安装锚杆及挂网安装锚杆前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫洁净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，吹扫时严禁人员进入。把2支2335树脂药卷送入眼内，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂药卷，外端头套上钢筋网、铁锚盘、螺帽、专用套筒，钢筋网要紧帖岩面，用锚杆钻机卡住套筒，开动钻机，使钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂内，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转时刻大于45秒后，方可撤锚杆安装机，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于140N·M。（三）、喷射混凝土工艺喷射砼作业：采纳转子PZ-6型喷射机，喷射用水由地面供给，并应保持清洁。1、预备工作①检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求，发觉问题及时处理。②清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮安设好喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8～1.0m为宜。喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MPa，水压应比风压低0.1MPa左右，加水量凭喷射手的经验加以操纵，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程中应依照出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度60mm，复喷前应用高压水重新冲洗受喷面，复喷厚度达到设计要求。3、操作喷浆机要遵守以下规定（1）开停机顺序:开机:开水-开风-送电-上料停机:停料-停电-停水-停风（2）喷射中突然发生堵塞故障时,应立即停机再关水,最后关风.4、喷射工作注意事项（1)当发生堵塞管子或突然停风停电时，要先停止加料，关闭喷头水阀门，喷头应向下放置，喷头前不准站人，逐段敲打，倒出堵塞物，不得加大风压硬吹。（2)喷浆机停放位置合理，当靠一帮停放时距轨道安全间隙不得小于0.5m，当喷浆机在平巷停放时，必须用绳径不小于15.5mm的留绳生根在巷道一帮对喷浆机进行固定。（3)喷浆料车要尽量停在平巷内将车稳住，斜巷停车时必须在车的下端用木道板打上“十”字形阻车装置，将车牢牢稳定，同时平巷料车不准摘钩头、保险绳，绞车司机要握紧闸把，刹紧车，坚守岗位，不准离岗。（4)开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。（5)喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理喷浆机内外部所有灰浆。5、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。初喷距迎头不大于3m，复喷距迎头不大于6m。6、其它施工中备用材料许多于2天的用量，并在专用料场中挂牌治理，码放整齐。锚网喷支护时，采纳锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过800mm时及时按注锚杆，全断面挂网，在锚喷支护中，当围岩稳定性较好，采纳先锚后喷的方式；当围岩稳定性较差时，锚杆间排距缩小为600×600mm，首先及时喷射不小于50mm厚的混凝土封闭围岩，紧接打锚杆挂网，复喷到设计厚度，初喷距迎头不得超过3m，复喷距迎头不得超过6m，初喷厚度为50～70mm，复喷总厚度不低于100mm，洒水养护时刻许多于28天。二、锚索加强支护（一）、支护材料锚索使用Φ17.8mm，长为6500mm，的钢绞线配合锁头、托梁制作；其中锚索有效长度为6000mm，外露部分为0.5m；每孔使用5卷K2335型，长为350mm的树脂锚固剂固定，锚固力不低于30KN/根，托梁为长×宽×厚=1800×140×10mm的雁型托梁，分不在离两端200mm处钻直径不小于17.8mm的圆孔，锚索到工作面的距离不大于5m。（二）、锚索安装工艺1、安装方法（1）、当巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-130/3.2型气动锚杆钻机配合中空六方组合式钻杆，双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，及时、准确记录打入钻杆数量，及外露钻杆长度，眼深6m，并用压风将眼内的残渣吹净。（2）、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格者严禁使用。（3）、用棉纱将锚索锚固段的水、煤粉等擦洁净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定位。（4）、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保树脂锚固剂全部送到孔底，注意不要用力过猛和反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂阻碍锚固质量。（5）、锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部插入锚杆钻机上。（6）、一人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时刻操纵在20～30s，确保搅拌均匀。（7）、停止搅拌后，必须接着保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。（8）、10min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。（9）、两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后进行张拉，并注意观看压力表读数，达到设计预紧力。或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。（10）、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，幸免坠落），完成锚索的安装。2、技术要求：（1）、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。（2）、锚索孔深误差操纵在0～+30mm。（3）、锚索外露长度操纵在小于或等于350mm。（4）、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。（5）、搅拌树脂药卷后10～15min张拉锚索，张拉预紧力操纵在60～80KN。（6）、锚索安装48h后，如发觉预紧力下降，必须及时补拉。（7）、锚索锚固力不低于300KN。（8）、张拉时发觉不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。第四章施工工艺第一节施工方法依照矿井设计，为保证工程安全如期完工，施工方案制定如下：巷道采纳钻眼爆破掘进，耙斗装矸；喷浆支护：现场拌料，进行喷浆支护。放炮时在防突风门以外或永久避难硐定中，采纳远距离爆破作业，做好放炮期间设岗工作，放炮期间严禁人员进入，放炮时受阻碍区域全部人员必须撤到防突风门以外或永久避难硐室中。掘进工艺：首先挂好中腰线（拱基线）找出圆心，由技术员画出轮廓线，然后打眼，按爆破图表装药，连线放炮，循环进尺1600mm，掘进的效果应达到光面爆破的要求。①、打眼时，应在钎杆上做出打眼深度的标志，以便使所有的炮眼等深，使眼底（除掏槽眼）落在同一个平面上；打眼的角度应符合炮眼布置图的规定；打眼时，应先给水，后给风，点眼时风钻应以低转速运转，待钻头进入岩体50㎜后，再以中、高钻速钻进；点眼人员点完眼以后应及时后撤至风钻后面，以确保安全；停钻时，应先关水、再停风，最后抽出钻杆。②、打眼结束后，迎头人员应将迎头设备撤至耙装机以后，只留一路风管吹眼。吹眼时，吹眼人员应躲在待吹炮眼的一旁，及时关开吹眼器的开关，将眼内的岩粉吹出，其他人员躲至耙装机以后。③、装药：装药时，必须按爆破讲明书规定的各号炮眼装药量、起爆方式装药。装药要一手拉脚线，一手拿木制或竹制炮棍将药卷推入眼底，并将两角线末端扭结。引药必须在全部药卷的外端，不得将引药夹在两药卷中间。④、封泥：炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。装填炮泥时，一手拉脚线，一手拿炮棍推填炮泥，用力轻轻捣实;封泥的装填顺序是：先紧靠药卷填上30-40㎜的炮泥,然后再装填一块水炮泥,在水炮泥的外端再填塞炮泥；装填水炮泥不要用力过大，以防压破，装填水炮泥外端的炮泥时，先将炮泥贴紧在眼壁上，然后轻轻捣实。第二节凿岩方式本规程所施工的巷道均采纳打眼放炮的方法破岩。一、打眼机具：采纳YT-28型风钻打眼及安装锚杆，风源来自地面压风机房。二、降尘方法降尘方法采纳湿式打眼，水炮泥定炮、耙装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。第三节爆破作业采纳光面爆破作业,掏槽方式为楔型掏槽法,正向装药结构,正向爆破。一、安全等级使用三级煤矿许用乳化炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管（Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ五个段号）,电雷管必须编号。二、装药结构正向装药结构。三、起爆方式起爆使用MFD-200型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联。附图4：装药结构示意图。附图5：12东翼瓦斯抽采回风巷炮眼布置图、爆破讲明书附图4：附图5：12东翼瓦斯抽采回风巷断面炮眼布置图第四节装载与运输 一、装载1、选用P-30B17KW型耙斗装岩机装岩，工作时，将尾轮挂于距工作面6m以外，以便与凿岩平行作业。耙岩最佳距离为25m以内，耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆800～1000mm，尾轮钩挂在固定楔上，固定楔长度600～800mm，固定楔孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。耙装机机身上方装岩槽上两侧应正常安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制。耙装机距迎头最大距离为30m，最小距离为6m。耙装机机身上方悬挂一便携式瓦斯监测仪，瓦斯浓度超限报警时，立即停止耙装机运转，瓦斯浓度低于0.5％，方可再次启动电气设备。二、运输排矸运输路线，施工迎头矸石由瓦斯抽放进风联络巷，通过11轨道联络平巷，经轨道下山由2m绞车运至上车场，使用5T矿用电瓶车经副平硐排矸至地面翻矸架下，矸石依照场地平坦需要进行排放，严格按照电瓶车治理使用规定运行。第五节管线及轨道敷设在掘进施工中的电缆、风水管路、排水管路敷设在巷道左帮，风筒吊挂在巷道右帮，要求吊挂牢固整齐，风、水、排水管路按照坡度平行安装。电缆钩每隔1.2m一个，电缆垂度不超过30mm。风管、水管要接口严密，不得出现漏风漏水现象，风水管路距迎头10m范围内使用高压胶管，风管使用19#高压胶管，水管使用10#高压胶管。10m以外使用钢管，风管采纳Ф108㎜钢管，水管采纳Ф80㎜钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风用水。风筒要环环吊挂平直，不得使用铁质吊挂钩，风筒口距迎头不大于6m。安设一路Ф57㎜钢管作为排水管路。轨道一律使用22KG标准轨道，直道轨距600mm，曲线段轨距610mm,轨距误差不大于5mm，不小于2mm，轨道接头牢固、构件齐全、间隙不大于5mm，高低差不大于2mm，内外错不大于2mm，轨枕间距1m，轨道接头处采纳悬接，道夹板两端有枕木。轨道铺设应平直，严格按中、腰线、设计尺寸铺设，接头平坦。枕木要放平，要求道板两端齐，道板间距均匀，垂直于轨道，不合格道板不准使用。附图6：12东翼瓦斯抽采回风巷管线、轨道布置示意图第六节设备及工具配备附表1：设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号规格额定功率（KW）单位数量备注1耙斗装岩机P30B17台2备用1台2PZ-型喷浆机PZ-55.5台2备用1台3风动钻机YT-28部4备用2部4放炮器FD200D-AXINC型台2备用1台5局部通风机FBD22*222台2备用1台6锚索张拉机MQT-85J2台27锚杆机MJ-60部4备用2台8开关台39风镐G10部4备用2部10排水泵台2备用1台11风泵台4备用2台第五章生产系统第一节通风系统一、掘进工作面风量计算每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分不进行计算，然后取其中最大值。㈠按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100×q瓦掘×K掘通（m3/min）式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）;q瓦掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量，取1.5（m3/min）;K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），取k掘通=1.8。Q掘=100×q瓦掘×k掘通＝100×1.5×1.8＝270（m3/min）；㈡按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Q掘=4×n(m3/min)式中：n——掘进工作面同时工作的最多人数，取9人。Q掘=4×9=36(m3/min)㈢按炸药量计算需要风量：Q掘=25×A(m3/min)全断面一次爆破装药用量，掘进工作面应首先依照炸药量计算的需要风量，选取大风量的局部通风机，局部通风机确实不能满足掘进工作面风量要求时，必须延长爆破后通风的时刻，保证工作人员的安全。式中：A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，12.4kg。（讲明：掘进迎头一次爆破的最大炸药用量按爆破图表为12.4kg。）Q掘=25×12.4=310（m3/min）㈣按局部通风机实际吸风量计算需要风量：Q掘=Q扇×I+60×0.15S（m3/min）